MANUAL DE CARACTRIZACIÓN PARA VENTILACIÓN DE MINAS

MANUAL DE VENTILACIÓN

DE MINAS. CASO

PRÁCTICO MINA EL BLOQUE C.I. CARMINALES

• AGUIRRE VÁSQUEZ ELIANA• ÁLVAREZ ARGUELLES NATALY• GONZALEZ THOMAS LUIS• GUARÍN ARAGÓN MELISSA• HERNÁNDEZ MONTIEL VICTOR• PRADA FUENTES CARLOS• TABARES SANTOS JESÚS

INTEGRANTES

Queremos realizar un manual, sobre la caracterización del sistema de ventilación principal de una mina. Esto surge a partir de la necesidad de que el consultor tenga una mejor visión y una fácil interpretación de dicha caracterización; teniendo en cuenta todos los parámetros necesarios para su caracterización.

Se tomaron medidas en cada uno de los aforos los cuales se encuentran en toda la sección de la mina. Se averiguó la cantidad de personas que trabajan dentro de la mina, los equipos que operan constantemente en ésta, las voladuras realizadas por día y la cantidad y el tipo de explosivo utilizado por cada voladura.

INTRODUCCIÓN

OBJETIVO GENERAL• Crear un manual de ventilación de minas

que permita al lector caracterizar un circuito de ventilación con parámetros técnicos-ingenieriles.

OBJETIVOS ESPECIFICOS• Desarrollar y aplicar una metodología para

caracterizar el circuito de ventilación de una mina.

• Recopilar la experiencia obtenida y documentarla de manera pedagógica en un manual que sirva de guía para estudiantes y profesionales en el tema de ambientes mineros al momento de realizar una caracterización de un circuito de ventilación minera.

El titular de contrato de exploración y explotación No 05-001-98 es la empresa GEOMINAS S.A., quien desde hace más de 20 años ha explotado el carbón mineral, este tipo de carbón es caracterizado como bituminoso, y presenta un poder calorífico de aproximadamente 11.000 BTU.

Actualmente la empresa posee una producción aproximada de 7.000 toneladas mensuales y cuenta con un personal de 150 trabajadores distribuidos en 2 turnos.

DESCRIPCIÓN MINA EL BLOQUE

UBICACIÓN Y CLIMASe encuentra localizada en la vereda Jonás del Municipio de Fredonia departamento de Antioquia, tiene una extensión de 289.16 hectáreas. El acceso es desde Medellín, se hace por la troncal del Café hasta el corregimiento de Camilocé, posteriormente la vía hacia Fredonia.

El clima de la zona se caracteriza por tener una temperatura promedio de 24ºC y una precipitación de 2.000 mm/año. La bocamina se encuentra en la cota 1181 m.s.n.m.

Ubicación Mina El Bloque. Fuente de elaboración propia

Geológicamente se caracteriza con 3 unidades litológicas:

• Complejo Polimetamórfico de la Cordillera Central • Granito de Amagá • Formación Amagá

El área además está situada en el denominado corredor del sistema de fallas Cauca-Romeral. Consta de 4 mantos conocidos como Capotera y los mantos 1, 2 y 3.

Corresponden geológicamente en su mayor extensión por las rocas o estratos del Terciario Carbonífero de Antioquia o Formación Amagá, por coberturas recientes compuestos por depósitos, flujos de lodo, escombros y depósitos aluviales restringidos a los cauces principales.

A escala regional los estratos de la formación Amagá exhiben plegamientos muy continuos que afectan las capas carboníferas.

GEOLOGÍA

SECUENCIA CARBONÍFERAHace parte de los mantos superiores del nivel carbonífero del

Miembro Medio de la Formación Amaga. Manto 1 es el más atractivo por su espesor (1,1 – 1,4 m), es un carbón vitrénico.

Manto 2 se encuentra entre 14 y 16 m estratigráfico por debajo del manto 1, con espesor de 1.01 - 1.35 m. Manto 3 está situado a 14 m estratigráficos por debajo de manto 2 con un espesor de 1.21 m y carece de intercalaciones. Los mantos tienen una clara continuidad estructural tanto en el buzamiento como en el rumbo, especialmente en el sector comprendido por las estructuras mayores: entre el eje del sinclinal Amagá y el anticlinal fallado.

MINERÍAMétodo de explotación “V” invertida, variante de cámaras y pilares, de acuerdo a los parámetros: Para los sectores de mayor buzamiento (por encima de las cotas 1160 m.n.s.m), el cual se inicia desarrollando desde la clavada de transporte, donde el carbón rueda por gravedad, el sistema seleccionado es el de cámaras paralelas en el sentido del buzamiento con 5m de ancho y pilares entre cámaras de 9m de ancho; los pilares son recortados en su longitud cada 9m con calles de 3 hasta 4 metros de ancho para así poder aumentar la recuperación y facilitar la ventilación de las cámaras.

Actualmente la mina cuenta con una producción de 240 toneladas por día aproximadamente.

MINERÍA

Método de explotación. Fuente de elaboración propia

Para los sectores de menor buzamiento el sistema de explotación es el de pilares de 9x9 m, con vías de 4m de ancho; para su explotación se considera en paneles de explotación, donde cada uno tiene su nivel permanente de transporte y su circuito de ventilación integrado al circuito principal.

Las galerías de transportes y contraniveles son construidos en dirección del rumbo y la cámaras son construidas en dirección del buzamiento.

El sistema de explotación se divide en tres etapas la etapa de preparación, desarrollo y finalmente la etapa de explotación o recuperación donde se aprovecha la gravedad debido al buzamiento que presentan los mantos.

MINERÍA

LABORES ESPECIFICAS

MINA EL BLOQUE

PERFORACIÓN (1/1)Se utiliza un machín eléctrico por frente: motor trifásico para 220 voltios y con un rendimiento nominal en carbón de 1 m /minuto.

La perforación se realiza por rotación en seco, debido a la escasa dureza (2 a 2,5) que presenta el carbón, provisto de un barreno helicoidal de 1.50 metros de longitud aproximadamente, con buena capacidad para extraer polvo y de una broca de perforación de doble ala con recubrimiento de carburo de tungsteno, con los cuales se llegan hacer perforaciones de hasta 1.5 metros de profundidad con un diámetro de perforación de 1.5 pulgadas que equivalen a 3.81 cm.

El avance efectivo de la perforación es de 1,4 m.

VOLADURA (1/5)El explosivo utilizado en la mina el bloque es el Indugel plus PM, tipo hidrogel, utilizado en los frentes de carbón en la minería subterránea y se detona con espoleta de seguridad de cobre.

Cada barreno se carga con 2 cartuchos de Indugel plus PM. La carga se inicia con detonador eléctrico permisible. (Espoleta de cobre). Se hacen voladuras en nivel, la cual se realiza en dos fases; primero se arranca el carbón y luego la banca (estéril) .

Malla de voladura en niveles. Fuente de elaboración propia

Voladuras en tambores, bolsillos y tajos; se realizan con 4 barrenos.

VOLADURA (2/5)

Malla de voladura en tambores, bolsillos y tajos. Fuente de elaboración propia

También se realizan voladuras en cruzada, las cuales se realizan con 21 barrenos (área: b=2.5m, h=1.8m, r=0.2m)

VOLADURA (3/5)

Malla de voladura en cruzadas. Fuente de elaboración propia

VOLADURA (4/5)Explosivo recomendado por Indumil principalmente para minería de carbón . Su característica fundamental es que al detonar produce una llama de muy corta duración y no desarrolla altas temperaturas, permitiendo que pueda ser usado en minas de carbón, lugares en que suelen producirse mezclas explosivas de grisú.

Fuente: Catalogo Indumil 2010 -11

PARÁMETRO UNIDADES

VALOR

Densidad g/cm3 1,20 + 0,03

Velocidad de detonación (*) m/s 4500 + 300

Potencia absoluta en volumen ABS

cal/cm3 948

Potencia absoluta en peso AWS cal/g 790Potencia relativa en volumen RBS (**)

- 1,25

Potencia relativa en peso RWS (**)

- 0,89

Resistencia a la humedad - Excelente

(*) al aire sin confinar, en diámetro 32 mm

(**) Relativa al Anfo (densidad 0,85 g/cm3 )

DIMENSIONES DE LOS CARTUCHOSDiámetro / longitud

mm/mm

Unidades / caja

Peso medio Cartucho (g)

26x250 157 15932x250 104 24038x250 74 33844x250 55 455



VOLADURA (5/5)Se tienen 3 frentes de explotación, en los que en cada uno hay un avance en nivel, además de otros 3 trabajos ya sean nivel, tambor o tajo.

En cada una de las anteriores se realizan dos voladuras por turno.

Paralelamente se tiene un avance de cruzada con una voladura diaria. La mina cuenta con dos turnos de producción.

El retacado del tiro se hace generalmente con cartón y barro y se presiona con una barra manualmente, después se procede a iniciar con el detonador eléctrico, generalmente en la mina se realizan de tres a cuatro tiros en cada frente .

DESABOMBE

Esta labor es realizada inmediatamente después de la detonación de los tiros con el propósito de terminar de arrancar el carbón que queda pegado en el frente después de ser volado, para ello el minero utiliza un pico y arranca el carbón hasta que el frente quede con las dimensiones requeridas según el frente, para empezar un nuevo ciclo.

Fuente: http://citma.tripod.com/min32/img/normas1

.gif Consultado 02-02-2012

CARGUE Y TRANSPORTE

El ciclo de la operación de transporte está compuesto por el cargue, la extracción hasta las tolvas internas de almacenaje temporal donde se descarga ubicadas en cada nivel, para posteriormente ser cargadas de nuevo en un coche, que lo conduce hasta superficie. En este ciclo también se considera la despachada del carbón desde los frentes a través de las canales de P.V.C.

Se cargan los coches en los frentes de los niveles 15, y 25 y manto 2 sur y norte, y en las respectivas pilas de almacenamiento temporal de carbón que se forman en la desembocadura de los tambores al nivel, para luego ser descargados en una tolva interna, y llegan allí por medio de recorridos por los cocheros y con la ayuda de malacates, posteriormente el carbón es llevado por una banda transportadora a la planta de clasificación.

Fuente: Foto tomada en campo

CARGUE Y TRANSPORTE

Ubicación nivel 15, manto 2 Sur y Norte. Fuente: Elaboración propia

SOSTENIMIENTOLa mayor parte del sostenimiento se hace con madera tipo pino pátula, pino ciprés o eucalipto. En las clavadas principales, cruzadas y niveles de explotación se asegura mediante puertas alemanas cuya densidad depende de las condiciones de inestabilidad del techo.

En promedio puede considerarse la instalación de una puerta por cada metro de avance, en los frentes de explotación se sostiene con tacos de pino y guadua acompañado de tablas (orillo) usados provisionalmente para mantener segura la explotación.


En Colombia las labores subterráneas están regidas por el decreto 1335 de 1987, donde se expide el reglamento de seguridad en las labores subterráneas. El Titulo II de dicho decreto corresponde al tema de ventilación. Fue con el que se desarrolló gran parte de este trabajo y el que un capataz o encargado de mina debe tener en cuenta. Enunciamos las principales características a continuación:

MARCO LEGAL VIGENTE (1/4)

Valor límite permisible de gases. Fuente: Reglamento de seguridad en las labores subterráneas, Decreto 1335, 1987


Fuente: Reglamento de seguridad en las labores subterráneas, Decreto 1335, 1987

Calibrar y revisar los equipos (Buen estado)

Establecer nodos de bifurcación y ubicar puntos de control

Medición de velocidad viento y medidas del tramo y temperaturas.

METODOLOGÍA UTILIZADA

Se hicieron diferentes recorridos por toda la mina tomando la velocidad de aire y temperaturas en puntos estratégicos, como en las estaciones de aforos y en los tramos muy largos se ubicaron puntos de control, con sus respectivas mediciones de secciones transversal de la galerías. La mina el bloque tiene tres entradas:

BANDA TRANSPORTADORA

Fuente: Tomada en campo

BOCA MINA


BOMBEO DE AGUA


MEDICIÓN DE LAS VARIABLES Y DE LAS CARACTERÍSTICAS

AERODINÁMICASEl caudal de aire es el principal factor en la caracterización de un sistema de ventilación, ya que de aquí se establecen las condiciones ambientales de la mina, y depende de él las condiciones climáticas, tales como temperatura y humedad, las cuales le brindan al trabajador confort en sus labores.

El caudal se ve afectado por las resistencias generadas por las galerías y la capacidad de los ventiladores. Entre mas obstáculos y mas objetos se opongan en el camino del aire, menos caudal se manejará


La velocidad promedio se utiliza para hallar los caudales. Se mide utilizando el anemómetro digital o de paletas, dependiendo de la sensibilidad del equipo y en casos donde el equipo no es sensible se debe hacer utilizando una emisión controlada de humo que no sea tóxico y visible. En una galería se deben ubicar tres estaciones, con el fin de abarcar toda la longitud de la galería e identificar zonas donde existan fugas y cambios de sección muy comunes en la mina.

MEDICIÓN DE LA VELOCIDAD PROMEDIO

Fuente: http://www.pce-iberica.es/medidor-detalles-tecnicos/images/medidor-velocidad-viento-pce-am82-

uso.jpg

ANEMÓMETROLa medición de este equipo depende de un recorrido uniforme a través de la galería para abarcar completamente la sección transversal en cuestión, haciendo un recorrido en forma de ocho durante un minuto.

Para realizar este tipo de medidas se debe tener en cuenta la dirección del flujo del aire para la ubicación del equipo, este debe encontrarse siempre perpendicular al flujo del aire; la persona que esté realizando la medición debe ubicarse de tal forma que ofrezca la menor resistencia posible (se recomienda que se ubique a un lado de la galería)

REQUERIMIENTOS DE AIRELas necesidades de aire al interior de la mina, deben ser determinadas en base al personal, gases de voladura, polvo, al número de equipos que trabajan al interior de las labores en los niveles que componen la mina, además de conocer el método de explotación.

El cálculo de las necesidades, permitirá ventilar las labores mineras en forma eficiente, mediante un control de flujos tanto de inyección de aire fresco, como de extracción de aire viciado. Esto permite diluir y extraer el polvo en suspensión, gases producto de la tronadura o de la combustión de los vehículos.


DondeQ: Es el caudal total para “n” personas que trabajen en interior de mina (m3 / min)F: caudal mínimo por persona (3 m3 / min)N: número de personas en el lugarEntonces tenemos:

Según el decreto número 1335 de 1987 se exige una corriente de aire fresco de no menos de tres metros cúbicos por segundo (3 m3 / s) por persona al interior de la mina. (Debido a que esta se encuentra a menos de 1500 m.s.n.m

NOTA: se debe considerar “F” solo como referencia, pues no toma en cuenta otros factores consumidores de oxígeno, como lo son la putrefacción de la madera, la descomposición de la roca, la descomposición de los equipos

CAUDAL REQUERIDO POR NUMERO DE PERSONAS:

CAUDAL REQUERIDO POR EXPLOSIVOS:

Se explicó con anterioridad que en la mina el bloque se realiza tres tipos de voladura, una en avance en nivel, otra en la preparación del tambor y por último en la producción del tajo mediante el método de ensanche de tambores como se observa en la Figura

Esquema de explotación. Fuente: Elaboración propia

Se calculan tres caudales requeridos para diluir los gases producidos en cada una de las voladuras.

Hay dos frentes activos por turno de producción, voladuras no simultaneas, por lo general primero una y después las otras. Se tomó como factor de seguridad el hecho de que se puede presentar que se realicen las tres voladuras al tiempo, por tanto se calculará un caudal total para las tres voladuras, que pueda diluir los gases producto de las voladuras

Caudal requerido para diluir los gases producidos por la voladura:Calculamos cantidad de explosivo utilizado. Cada barreno se carga con 2 cartuchos de Indugel plus permisible PM.

CAUDAL REQUERIDO POR EXPLOSIVOS:

Así utilizando el diámetro de cada tubo de Indugel (2.6 cm) se calculó el área de la sección transversal del tubo utilizando la formula

Arrojando un área de 5,31cm2, multiplicando por la longitud del cartucho (25 cm) da como resultado un volumen de 132,73 cm3. Luego de calculado el volumen del cartucho se multiplica por la densidad del explosivo obteniéndose una masa de 159,28 g por cartucho.

Este valor se corrobora con la tabla de información del producto que nos suministra Indumil.

VOLADURA EN AVANCE DE NIVEL:

Para voladuras en nivel se utilizan 7 barrenos, cargados con dos cartuchos de Indugel cada uno. Total de 14 tubos por voladura, Se utilizan aproximadamente 2230 g de explosivo.

1 kg de explosivo genera 561 litros de gases, donde 65% CO y 35% restante son NxOy (364.65 litros de CO y 196.35 litros de NxOy).

En un nivel se utilizan 0.22 kg de explosivo, se producen 80.22 litros de CO y 43.2 litros de NxOy.(123.42 litros de gases ).

Un nivel se trata de construir en forma trapezoidal con altura 2m, base mayor de 2,5m y base menor de 2m. Área = 4,5m2.

Nota: Se debe tener en cuenta que estas dimensiones son las esperadas y que por diversos factores en la mayoría de los casos, es difícil que se alcancen estas medidas, en este manual se toman esas dimensiones para el cálculo del volumen de dilución de los gases producidos de la voladura. Se tomó una longitud de nivel de 15 metros.

VOLADURA EN AVANCE DE NIVEL:La voladura se efectúa en menos de un segundo, en base a las dimensiones anteriormente descritas, se tomó como volumen de control para la voladura en nivel de 67.5m3 (área de la galería por la longitud). Así la concentración de CO viene dada por:

El valor límite permisible es 50 ppm. Estamos 24 veces por encima.La concentración de NxOy viene dada por:

Valor Límite Permisible es 5 ppm. Estamos120 veces por encima del límite.Calculamos caudal para diluir en 15 minutos (según decreto 1335) la concentración de CO y NxOy:

Lo cual nos indica que necesitamos como mínimo de un caudal de de aire para que los gases lleguen a los VLP en 15 minutos.

VOLADURA EN PREPARACIÓN DE TAMBOR:

La voladura en un tambor se realiza con 4 barrenos, cargados cada uno con dos cartuchos de Indugel para un total de 8 cartuchos por voladura en tambor. Se utilizan en total 1275 g de explosivo aproximadamente.

Como en un nivel se utilizan 0.13 kg de explosivo, se producen 72.93 litros de gases donde 47.4 litros son de CO y 25.53 litros son de NxOy.

Tambores avanzan en sección rectangular con ancho de 2m y altura dependiendo de la potencia del manto de carbón (promedio de 1,1m): Área de sección transversal = 2.2m2.

Avance promedio de tambor = 80 m. El volumen para dilución de los gases producidos en voladura de un tambor es igual a 176m3.

Así la concentración de CO viene dada por:El valor límite permisible es 50 ppm. Estamos 6 veces por encima del límite

Ahora calculamos el caudal para diluir en 15 minutos (según decreto 1335) la concentración de CO y NxOy:

VOLADURA EN PREPARACIÓN DE TAMBOR:

La concentración de NxOy viene dada por:

Valor límite permisible 5 ppm. Estamos 40 veces por encima del límite.


VOLADURA EN TAJO:Al igual que la voladura en tambores, se realiza con 4 barrenos. Consumo de explosivo es el mismo (1275 g), de igual forma los gases producidos. Existen muchas diferencias en cuanto al volumen de dilución, ya que esta voladura se considera como voladura de producción.

La voladura en tajo se realiza en los “bloques de carbón”. Los tambores están separados entre 12 y 15 metros entre sí.

Para cálculos de volumen de dilución: Asumimos separación de tambores en 15 m y dividimos en el tambor de 80 m en 4 partes iguales (20 m cada parte). Asumiendo que longitud del tambor de derecha e izquierda es 30 m. Una vez alcanzado 20 m en tambor, se desvía en diagonal con ángulo no mayor a 60º, alcanzando 10 metros mas de profundidad. Con esto se forma la figura mostrada:

VOLADURA EN TAJO:

Así la concentración de CO viene dada por:

El volumen límite permisible es de 50 ppm lo cual indica que estamos 3 veces por encima del límite.La concentración de NxOy viene dada por:

Valor límite permisible es 5 ppm con lo cual se está 14 veces por encima del límiteAhora calculamos el caudal para diluir en 15 minutos (según decreto 1335) la concentración de CO y NxOy:


CAUDAL REQUERIDO POR METANO (CH4):

Para nivel:

Una tonelada de carbón produce aproximadamente 1 m3 de CH4 , con esto se obtiene la cantidad de metano que se produce en un nivel cuando se genera una voladura.

Se producen 8.775 m3 de CH4 por voladura en el nivel, así la concentración inicial tomando un volumen de control de 67.5 m3 es:

= 130000 ppm

Este 13% se encuentra dentro de el límite de explosividad (5-15%) o (50000-150000 ppm), el limite permisible es de 1% o 10000 ppm.


Con:V=volumen de controlt=tiempo de diluciónCi=Concentración inicialCf=Concentración permisible o limite permisible

Calculemos el caudal para diluir el metano en 15 minutos utilizando la ecuación de dilución, esta formula puede utilizar valores tanto en % como en ppm:

Para tambor:


Tomando un área de sección transversal del tambor de 2.2 y una profundidad del barreno de 1.5 m se tiene que:

Se producen 4.29 m3 de CH4 por voladura en tambor, así la concentración inicial tomando un volumen de control de 176 m3 es:

Este valor esta por fuera del rango de explosividad del metano, pero aproximadamente3 veces por encima del limite permisible (1%= 10000 ppm).

Este caudal es necesario para diluir el metano en un tiempo de 15 minutos. Si se desea diluir el metano en 1 segundo, (tiempo de una voladura), se necesita un caudal de 9446 m3/min teniendo en cuenta que se debe llevar a un limite de 1%, dificil de suministrar.

Para tajo:


En el tajo se producen 535.6 ton de carbón aproximadamente, explotada en cada subpanel. si suponemos que la mitad del panel es explotado se tiene una producción de carbón de 267.8 ton de carbón, con lo cual se producen 267.8 m3 de metano, tomando un volumen de control de 412 m3 ,que es el volumen de dilución para la totalidad del subpanel, se toma este volumen como factor de seguridad que garantice la dilución del metano.

Este valor esta 65 veces por encima del limite permisible.Para diluirlo es necesario un caudal de:

SEGUNDA SUSTENTACIÓN

CAUDAL REQUERIDO PARA DILUIR EL POLVILLO DE CARBON:

El polvo de carbón es explosivo en concentraciones superiores a 100 g/m3 lo cual es equivalente a 0.0001 ton/m3. Se estima que en la mina existe una tasa de producción de polvo de carbón de 150 g/m3 (0.00015 ton/m3) por tonelada de carbón extraída en la voladura con una granulometría de 75µ.

En avance en tambor se producen 4.29 toneladas de carbón, suponemos que la mitad del panel es explotado se tiene una producción de carbón de 267.8 ton de carbón, en avance de nivel se explotan 8.775 ton carbón.

En total se produce: 280. 86 ton/día de polvo

producción real de la mina es de 240 ton/día

Área donde se produce carbón (nivel, tambor y tajos) es de 280. 86 ton/día el cual se tomará como factor de seguridad.

NIVELProducción de 8.775 ton/día, se producen 0.00015 ton/m3 de polvillo de carbón, se tendría una producción de 0.0013 ton de polvillo de carbón por cada metro cubico de galería. volumen de control de 67.5 m3 para niveles, lo cual se tendría 0.087 ton (1 g/s) de polvillo de carbón suspendida en la atmosfera.

Donde:K: Concentración total de polvo de carbón en las galeríasQe: Caudal de aire a la entradaQc: Caudal de aire a la salidaCe: Concentración inicial que se tiene por tonelada arrancadaCs: Concentración límite permitida a la que se debe llevar Ce.

TAMBORProducción de 4.29 ton/día, así se producen 0.00064 ton/m3 de polvo de carbón, para un volumen de control en tambores de 176 m3 se tienen 0.11264 toneladas (1.3 g/s)de polvo de carbón suspendidas en la atmósfera por día.

Así, para mantener una tambor seguro se deberá mantener un caudal de 1.3 m3/min. Hay que tener en cuenta que el polvillo de carbón es mejor disminuirlo por medio de aspersores agua.

TAJOSuponemos que la mitad del panel es explotado, se tiene una producción de carbón de 267.8 ton de carbón, entonces se producen 0.04017 ton/m3 de polvo de carbón, para un volumen de control de 412.5 m3 se tienen 16.57 ton de polvo de carbón suspendida en la atmósfera, realizando la conversión a gramos por segundo es igual a 191.8 g/s.

Es de notar que el valor de 230 m3/min es un caudal muy difícil de alcanzar, por lo que se demuestra que el polvo de carbón no es recomendable diluirlo con aire únicamente, se deben tomar medidas como rociar agua constantemente en las zonas de explotación para captarlo in situ.

MEDICIÓN DE LA RESISTENCIA

AERODINÁMICAEste es el dato fundamental. Los valores de la resistencia han de ser los más precisos como se pueda; por este motivo, para la medición de la resistencia aerodinámica de la mina se debe tener en cuenta las resistencias reguladas (resistencia generada en los tramos rectos de la mina) y las resistencias singulares o locales (resistencia generada por los cambios bruscos de dirección del aire).

RESISTENCIA REGULADA:

Resistencia generada en los tramos rectos de la mina, solo depende de las características geométricas de los túneles de la mina y del peso específico del aire.

Donde: g: aceleración de la gravedad λ: coeficiente de frotamiento γ: peso específico del aireP: perímetro de la sección de la galería o túnel L: longitud de la galería o túnelS: área de la sección recta de la galería o túnel.Si las características de la galería varían entre sus extremos se le

puede descomponer en tramos Li y la resistencia total estaría dada por:

Para el coeficiente de frotamiento se tuvo en cuenta las condiciones de las paredes y del piso y el total se calculó por medio de la siguiente ecuación:

Donde: Coeficiente de frotamiento de las paredes

: Coeficiente de frotamiento del suelo

RESISTENCIA SINGULAR (CODOS)

Fuente Manual de ventilación de minas. Luke V.

En el ejercicio práctico, se identificaron 20 codos de cambios bruscos en diferentes puntos de la mina. El cálculo de la resistencia en los codos se realiza utilizando la siguiente ecuación:

DondeR = Resistencia en Murges (μ) ε = Coeficiente de pérdida de carga singular S = Sección transversal de la galería (m2)

Donde ε depende del ángulo del codo y el área de la galería, para cada caso se tomaron las medidas necesarias para obtener la siguiente tabla:

Ramal Codo Angulo [°] Area [m2] Ԑ Resistencia [kµ] Resistencia Del Ramal [kµ]C1 87,5 4,5 1,14 0,0035C2 53 3,8 0,46 0,0020C3 106 0,7 1,62 0,2026C4 106 0,7 1,62 0,2400C5 92,7 1,4 1,27 0,0413C20 104,5 1,8 1,58 0,0302C6 100 1,8 1,46 0,0273C7 99 1,9 1,43 0,0245C8 95,7 2,5 1,34 0,0131C9 96 2,5 1,35 0,0132C10 85,7 2,2 1,10 0,0144C11 125,2 1,6 2,21 0,0568C12 69,6 1,9 0,75 0,0127C13 121,7 1,6 2,10 0,0492C14 112 3,0 1,80 0,0122C15 56,7 3,1 0,52 0,0034

FG Arriba C16 88,2 2,5 1,16 0,0120 0,0120FG Abajo C17 101,8 3,0 1,51 0,0107 0,0107

C18 88,4 2,4 1,16 0,0122C19 85,5 2,7 1,09 0,0092

BC 0,0055

RESISTENCIAS SINGULARES

DE Abajo 0,5140

DE Arriba 0,2112

EF 0,0155

GH 0,0214

Fuente: Elaboración propia

RESISTENCIA EQUIVALENTE DE LA MINA

Para el cálculo de la resistencia equivalente de la mina se tiene en cuenta las resistencias totales de cada ramal del circuito. Luego de tener estas resistencias se procede con la posterior simplificación del sistema principal de ventilación.Para esta simplificación se debe tener en cuenta los ramales que están en serie y/o en paralelo.

Para las resistencias en paralelo re procede de la siguiente forma:

Para las resistencias en serie se procede de la siguiente manera:

En el caso práctico, se identificó el siguiente circuito de ventilación:

Al realizar la reducción de los ramales en paralelo, se obtuvo el siguiente circuito en serie:

0,01700,01540,07481,13363,69520,26450,26060,26160,7979

0,0040

0,4695

0,0653

1,6761

Resistencia Total AC [kµ]

Resistencia Total CD [kµ]

Resistencia Total DE Abajo [kµ]

Resistencia Total FG Arriba [kµ]

Resistencia Total BC [kµ]

Resistencia Total DE Aarriba [kµ]

Resistencia Total EF [kµ]

Resistenciaequivalente de la mina [kµ]

Resistencia Total FG Abajo [kµ]Resistencia Total GH [kµ]

Resistencia total AC en paralelo con BC [kµ]

Resistencia total DE (DE Arriba en paralelo con DE Abajo) [kµ]

Resistencia total FG (FG Arriba en paralelo con FG Abajo) [kµ]

De los cálculos realizados, se obtuvo los siguientes resultados:

CURVA CARACTERÍSTICA DE LA MINA

La curva característica de la mina se obtiene de graficar la perdida energética en la mina vs el caudal (ΔX,Q) para la resistencia equivalente de dicha mina. La pérdida energética está dada por la siguiente ecuación:

DondeR: resistencia equivalente de la mina [Kµ]Q: caudal [m3/s] :perdida energética [mmca]

:

En el caso práctico, con una Req de 1,6761 Kµ, al darle valores al caudal se obtuvo la siguiente curva característica.


TIRO NATURALEl tiro natural se debe en las minas a la diferencia de peso específico del aire entrante y el saliente. Esta diferencia de peso específico proviene principalmente de la diferencia de temperatura del aire, en menor grado a la diferencia de presión, y menos aún a la variación de la humedad y composición química del aire.

DondeTe: Temperatura de entrada (°K)Ts: Temperatura de salida (°K) : Promedio de la cota de entrada y salida de la mina [m] : Tiro natural [mmca]

Cuando Δh>100m se debe multiplicar TN por un coeficiente de corrección, entonces el tiro natural corregido será:

Para el ejercicio práctico, donde la mina estudiada presenta Te= 24°C y Ts=31°C con una cota en bocamina de 1181msnm y 1230msnm en la salida, se obtuvo un TN=32,5mmca

CLIMATOLOGIA

Conocer y analizar los parámetros climatológicos que presenta la mina, permitirá evaluar las condiciones en las cuales se encuentran operando en la mina. •Temperatura•Temperatura de bulbo seco (Tbs) •Temperatura de bulbo húmedo (Tbh)•Temperatura efectiva (Te)

Dónde:Te= Temperatura efectiva (ºC), = Temperatura de bulbo seco (ºC) Tbh= Temperatura de bulbo húmedo (ºC), = Velocidad del viento (m/s)

Te (ºC) Tiempo de permanecía (Horas)

28 Sin limitación

29 6

30 4

31 2

32 0


Tiempos de permanencia para un trabajador en el frente de explotación

HUMEDAD

Los datos tomados en campo, fueron registrados en la carta Psychrometric, registrando un promedio de 82% de humedad, La carta psicrométrica fue obtenida del software CYTSoft Psychrometric Chart Versión 2.2 Beta, a una presión de 695.66 mmHg.

GRÁFICA.

Temperatura Húmeda

Temperatura Seca

Velocidad del Aire

[m/s]

Temperatura Efectiva

Día 1-Punto

P1HBocamina (Con entibación)

19.5 22.4 0.3 20.1

P2HEstación de aforo (1 bifurcación)

20.5 22.8 1.5 19.7

P3HTambor ventilación del nivel 2 al nivel 4

22.5 24.5 1.5 21.6

Día 2

P4HEstación de aforo 9

25.4 27.7 1.7 24.4


25.5 27.5 2.1 24.0


25.2 27.6 3.6 22.3

Día 3


25.5 28.3 0.5 25.8


27.4 28.5 0.4 27.3

PH9Estación de aforo 12

27.4 29.7 0.4 27.7

Fuente: Elaboración Propia

REGISTRO DE TEMPERATURAS (AÑO 2007)

Nodo Ts (ºC) Th (ºC) Ubicación

32 29 28 Nivel 25 Entrada

34 31 30 Nivel 25 Final

38 30 29 Clavada-N15

60 27 26 Nivel 10

49 30 29 M3 Salida

44 28,5 28 M3 Entrada

7 28,5 26,5 Nivel 5

8 27 26 Nivel 4Fuente: Gómez G. (2007)

La humedad se calculo a partir de una carta psicrométrica para una altura de 1181 m.s.n.m, usando los parámetros de temperatura de bulbo húmedo, seco y la presión atmosférica. La carta psicrométrica fue obtenida del software CYTSoft Psychrometric Chart Versión 2.1 Beta, donde se introdujeron los parámetros mencionados anteriormente, calculando una humedad para ocho nodos muestreados en la mina, arrojando una humedad promedio de 93%.Las condiciones de trabajo con alta humedad dificultan el rendimiento de las personas en el trabajo.

Fuente: Gómez G. (2007)

UBICACIÓN DE LOS NODOS, CARTA PSICROMÉTRICA PARA 1181 M.S.N.M AÑO 2007

DENSIDAD DEL AIREEl aire es una mezcla de gases cuya composición se muestra en la siguiente tabla, pero para efectos prácticos se considerara O2 21% y N2:79%. Se asume la masa específica del aire como 1,225 Kg/m3 a nivel del mar, a una presión de 1 atm ó 760 mmHg y una temperatura de 288,15 K (15 ºC); disminuyendo ésta con el aumento de la altura.

Gas Porcentaje

Oxigeno (O2) 20,93

Nitrógeno (N2) 78,10

Argón (Ar) 0,9325

Dióxido Carbono (CO2) 0,03

Hidrógeno (H2) 0,01

Fuente: Reglamento de seguridad en las labores subterráneas, Decreto 1335, 1987.

En la práctica para el cálculo de la masa específica del aire, se utiliza la siguiente expresión empírica que ha sido verificada en repetidas oportunidades, válida si la temperatura ambiental se encuentra entre 10°C a 50°C y el estado del aire es de saturación o casi saturación. (Luque, 1988).

3mKg 462.0

T

PDónde: P = Presión absoluta, (mm Hg). T = Temperatura absoluta, (K).

La presión absoluta se obtiene con un barómetro. Cuando no se cuenta con este instrumento, es posible obtener el valor de la presión absoluta en función de la presión barométrica en superficie (Castro, W. 1984).

2

034.01TTZZ

PsPs

s

Dónde:PS: Presión barométrica de referencia, (mm Hg).

(ZS – Z): Diferencia de cota entre superficie y el punto de interés, (m).

TS: Temperatura absoluta en superficie, (K).

Para obtener la presión barométrica de referencia Ps (en Bocamina) aplicamos la siguiente ecuación:

Dónde:Po: Presión de referencia a nivel del mar (mmHg) = 760 mmHg

Zs: Altura de referencia en bocamina (m) = 1181m.s.n.m

Ts: Temperatura absoluta en superficie (en bocamina) (°K) = 24°C = 297°K

Con esta presión se puede hallar la presión absoluta en un punto de interés dentro de la mina utilizando la siguiente ecuación:

2

034.01TTZZ

PsPs

s

El punto de interés al cual se va a calcular la presión y la densidad será en el aforo 9 ubicado en la cruzada del centro del nivel 15 (ver anexo) el cual está a una cota de 1045 m.s.n.m a una temperatura de bulbo seco de 27.7 °C que en grados kelvin es de 300.85°K

2

85.30015.29710451181

034.0109.658KK

mmmmHgP

P= 695.68 mmHg

3mKg

85.300

68.695462.0

= 1.07

3mKg

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES•En el estudio realizado en la mina, se registró una humedad promedio del

82%, lo cual nos indica que en los últimos 4 años se ha logrado disminuir en un 11% la humedad promedio en el ambiente de la mina en comparación con el estudio realizado en el 2007 por Gabriel Gómez donde se reportó una humedad promedio del 93%, afirmando entonces que la mina tiene actualmente mejores condiciones de temperatura.

•En los resultados obtenidos para las resistencias, se evidencio valores mayores en los tramos y tambores de menor área de sección, por lo cual se recomienda un ensanche de sección para reducir la resistencia generada en estos tramos.

•La ventilación debe ser esencial en todo mina, ya que es quien garantiza las condiciones necesarias para un óptimo entorno en términos de las condiciones atmosféricas de la mina.

•Es necesario establecer el requerimiento de los caudales para la explotación minera, teniendo en cuenta los gases generados por voladuras, maquinaría diesel material particulado producto del carbón y dilución de gases a límite seguros en todos los lugares donde el personal está en trabajo.

•Se debe de hacer un mantenimiento constante a las vías de ventilación, para tenerlas libres de obstáculos, generando así una menor resistencia al caudal suministrado a la mina.

BIBLIOGRAFIA[1] LUQUE, V. C. Manual de ventilación de minas. Pedeca S. Coop. Ltda, España, 1988.[2] CASTRO, W. Planeamiento de una campaña de medidas de ventilación. Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín, 1984.[3] REY I. Estudio físico químico de los carbones de la Formación Amagá en el área Albania-Titiribí-Sabaletas. Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín, 1993.[4] RIVERA L. Mejoramiento del rendimiento del sistema de transporte en la mina el Bloque en Fredonia Antioquia. . Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín, 2004.[5] MINISTERIO DE MINAS Y ENERGÍA - INSTITUTO COLOMBIANO DE GEOLOGÍA Y MINERÍA. El Carbón Colombiano Recursos, Reservas Y Calidad. Bogotá Colombia, 2004.[6] ANDRADE, S. Guía metodológica de seguridad para ventilación de minas. Servicio nacional de geología y minería, Santiago de Chile, 2008.[7] GÓMEZ, G. Caracterización del sistema principal de ventilación de la mina “El Bloque”, CC. Carminales. Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín, 2007.[8] RAMIREZ, Y. Diseño y evaluación de los ademenes de madera, en la empresa C.I. Carminales, en el municipio de Fredonia. 2009. [En línea recuperado el 29 de octubre 2011 En: http://www.bdigital.unal.edu.co/855/1/8029815_2009.pdf

http://www.bdigital.unal.edu.co/855/1/8029815_2009.pd

MANUAL DE CARACTRIZACIÓN PARA VENTILACIÓN DE MINAS

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